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山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 第一章第一章 矿井开采概况了解矿井开采概况了解 1.11.1 井田自然概况井田自然概况 1.1.11.1.1 交通位置交通位置 山西交口联盛梁家沟煤业有限公司位于交口县城东的双池镇梁家沟村西北，苇沟 村东北，距双池镇政府 5km 左右，距交口县城直距 46km，井田东部有乡级公路与交口 县城相通，209 国道经过交口县城，经县城向南可达隰县、蒲县至临汾；往北经桃红坡 有公路干线通往中阳、离石；向东北到阳泉曲火车站 15km 左右，并可以到达太原。交 通较为便利。 1.1.21.1.2 地形地貌地形地貌 本井田地处吕梁山中段的东麓，为低山区，地势西高东低，最高点位于井田西北 部，标高为 1157.56m，最低点位于井田东北部边缘，标高为 955.00m，最大相对高差 202.60m。 1.1.31.1.3 河流水系河流水系 本井田属于黄河流域汾河水系，井田中南部发育一条冲沟，雨季有洪水流泄，经 大麦郊河入汾河。 1.1.41.1.4 气象及地震情况气象及地震情况 井田属大陆性气候，四季分明，昼夜温差较大，春季多风，夏秋季雨量集中，秋 季阴天多雨，冬季寒冷漫长。年最高气温 32.5C，年最低气温-21.7C，年平均气温 7C，年均降水量为 590.00mm，年蒸发量 14821814mm，蒸发量大于降水量，霜冻期 为 10 月下旬至次年四月上旬，无霜期 150--170 天左右，最大冻土深度 0.93m 左右。 根据建筑抗震设计规范GB50011-2001,本区抗震设防烈度为 7 度。设计基本 地震加速度值为 0.10g。 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 1.21.2 井田境界及资源井田境界及资源/ /储量储量 1.2.11.2.1 井田境界井田境界 根据 2009 年 11 月 20 日山西省国土资源厅以晋矿审兼并采划字2009015 文批准 山西交口联盛梁家沟煤业有限公司开采 4、5、9、10、11 号煤层，井田面积 8.9806km2。 采矿许可证证号 C1400002009111220044792,井田范围由下列 1～9 个拐点坐标连 线圈定。见井田境界拐点坐标表 1-1,1-2。 表 1-1 井田境界拐点坐标表西安 80 坐标系 6带 拐点编号纬距X经距Y备注 14093301.40119539930.428 24093301.42719541930.437 34092431.43019542750.449 44090711.42619543250.465 54090451.41919542670.465 64090151.41319542110.465 74090151.40219540830.459 84090051.40019540630.459 94090051.39419539930.456 开采深度 1019.99-929.99m 表 1-2 井田境界拐点坐标表北京 54 坐标系 6带 拐点编号纬距X经距Y备注 14093350.0019540000.00 24093350.0019542000.00 34092480.0019542820.00 44090820.0019543320.00 54090500.0019542740.00 64090200.0019542180.00 开采深度1020- 930m 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 74090200.0019540900.00 84090100.0019540700.00 94090100.0019540000.00 1.2.21.2.2 资源资源/ /储量储量 （1）资源/储量估算范围 该矿批准开采的 10 号煤层，资源储量估算边界以井田边界及露头风化带边界为界， 采空区、古空区及风氧化带不估算储量。 （2）工业指标确定 井田批采的10 号煤层煤类为焦煤，属于炼焦煤。按照 2002年2月国土资源部颁发的 DZ/TO215-2002煤、泥炭地质勘查规范 中有关规定，确定各煤层资源储量估算指标如下 煤层最低可采厚度为 0.70m； 煤层最高可采灰分为 40； 煤层最高可采硫分为 3； 据现有资料，10 号煤层厚度、灰分、硫分指标均在上述限定范围之内。 （3）资源/储量分类 井田地质构造简单，参与资源/储量估算的 10 号可采煤层均属稳定煤层。井田地 质条件为一类一型。按照中华人民共和国矿产地质行业标准煤、泥炭地质勘查规范 中有关规定，确定各类别储量的基本线距为 探明的经济基础储量（111b）线距1000m 控制的经济基础储量（122b）线距2000m 推断的资源量（333）探明的及控制的资源/储量块段外为推断的资源量。 在具体圈定中，探明的及控制的块段跨越未查明的推断性质的边界时，留设 50m 推断资源量，在井下已揭露控制的（断层）地段不进行此类留设。 （4）资源/储量估算方法与参数的确定 井田煤层平缓，倾角在 5-14左右，且倾角变化不大，故本次资源/储量估算采用 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 地质块段算术平均法，估算公式如下 QS.h.d 式中 Q块段资源/储量（Kt） S块段面积 Km2,采用水平投影面积，用计算机配合 MAPGIS 软件在煤层底板 等高线图上直接测得 h块段煤层平均厚度m，为块段内及邻近见煤工程点煤层估算厚度的算术平 均值，各工程点煤层估算厚度按有关规范执行计算。 d煤层视密度（t/m3） ，10 号煤层为 1.35t/m3。 （5）资源/储量估算结果 山西交口联盛梁家沟煤业有限公司资源/储量估算结果见表 1-3 表 1-3 资源/储量估算结果汇总表 单位kt 资源储量（Kt）煤 层 号 煤 类111b122b333 111b122 b333 111 111122333 b bb 111122 111122333 bb bb   1 0 JM3319033190100100 合 计 3319033190100100 通过本次资源/储量估算，井田内 10 号煤层现保留资源/储量 33190Kt，全部为探 明的可研的经济基础储量（111b） 。探明的可研经济基础储量（111b）占现保有资源/ 储量的比例为 100。 （6）矿井设计储量 矿井设计储量是扣除矿井井田境界煤柱，断层煤柱，建（构）筑物煤柱和 333 的 折减量后剩余的资源储量计算结果见表 1-4 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 表 1-4 矿井设计储量计算表 单位kt 永久煤柱损失设计储量 煤层编号水平 工业资源/储量 111b122b333 0.9 井田 境界 村庄 陷 落柱 断层 防水 小 计 1013319019552646167252 502 0 28170 合计3319019552646167252 502 0 28170 （7）矿井设计可采储量 矿井设计可采储量是矿井设计储量扣去工业场地、大巷煤柱和开采损失后剩余的 资源储量。见表 1-5 表 1-5 矿井设计可采储量计算表 单位kt 开采煤柱损失 煤层 编号 水 平 设计储 量 工业场地 大巷及采 空区 小计 开采损 失 设计可采 储量 1012817052311001623663719910 合计2817052311001623663719910 1.2.31.2.3 安全煤柱及各种煤柱的留设与计算方法安全煤柱及各种煤柱的留设与计算方法 （一）巷道煤柱 f MH S 6 . 05 . 2 1   山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 式中 S1巷道保护煤柱的水平宽度，m； H巷道的最大垂深， （m；）平均按 250m M煤层厚度， （m；）6.19m f煤的强度系数。 m f MH S 2 . 29 2 19 . 6 6 . 05 . 22506 . 05 . 2 1      巷道煤柱取 30m，采空区煤柱 30m。 井田边界煤柱留 20m，水平大巷之间煤柱留 30m，两侧留 30m 煤柱，采空区边界煤 柱留 30m,工业场地按二级保护,井筒按一级保护，再根据表土层和基岩厚度表土移动 角 45，基岩移动角 72计算保安煤柱。 矿井后期时，预计护巷煤柱 1100Kt 可回收 50左右。可延长矿井 0.9 年寿命。 1.31.3 矿井设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力及服务年限 1.3.11.3.1 矿井工作制度矿井工作制度 根据中华人民共和国建设部和中华人民共和国国家质量监督检验检疫总局 2005 年制定的煤炭工业矿井设计规范 ，确定矿井的工作制度为年工作日为 330d，每天 四班作业，日净提升时间 16h。 1.3.21.3.2 矿井设计生产能力的确定矿井设计生产能力的确定 根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件（2009）32 号关于吕 梁市交口县煤矿兼并重组整合方案（部分）的批复,确定兼并重组矿井设计生产能力 为 600kt/a。 1.3.31.3.3 矿井服务年限矿井服务年限 矿井服务年限按下式计算 T Z /AK 式中 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 T矿井服务年限，a； Z矿井可采储量，kt； A矿井生产能力，kt/a； K储量备用系数，取 1.4。 T Z /AK19910/6001.423.7a 经计算矿井服务年限为 23.7a。 1.41.4 井田开拓井田开拓 1.4.11.4.1 井田内地质构造、老窑范围、火区、煤层及水文条件、兼并重组各矿采空区等对井田内地质构造、老窑范围、火区、煤层及水文条件、兼并重组各矿采空区等对 井田开拓开采的影响井田开拓开采的影响 井田内 10 号煤层厚度5.55-6.78m，平均6.19m，含夹矸2-3 层。煤层生产能力大, 煤层埋藏较浅,煤层赋存稳定。 井田内发育有一系列小的褶曲，地层倾角 5-14区内，发育有多个陷落柱和一条 正断层。井田地质构造简单（偏中等） 。 综上所述，开采条件是比较好的。 1.4.21.4.2 井田开拓方案井田开拓方案 （1）工业场地位置的选择 井口及工业场地位置选择的主要原则为 1.充分利用现有地面工程及设施。 2.地面平坦、开阔，场地挖方填方量小，工程地质条件好，能够满足600Kt/a 要求。 3.位于储量中心，减少井下运输、通风、井巷工程费用。 4.不受洪水、山体滑坡等自然灾害的威胁。 5.靠近公路、交通方便，运输距离短，运营费用省。 6.有利于矿井开拓部署，为稳产高产创造条件。 根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件（2009）32 号关于吕 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 梁市交口县煤矿兼并重组整合方案（部分）的批复的文件精神，山西交口联盛梁家 沟煤业有限公司是以原山西达胜泰能源实业有限公司梁家沟煤矿，整合周边山西交口 梁家沟煤矿有限公司、山西成牛洼煤矿有限公司及空白夹缝区域而成。兼并重组整合 后矿井名称为山西交口联盛梁家沟煤业有限公司。 山西交口梁家沟煤矿有限公司、山西成牛洼煤矿有限公司工业场地均比较狭窄， 井筒大都没有利用价值，原山西达胜泰能源实业有限公司梁家沟煤矿工业场地较平坦、 开阔，易于布置，挖填方量小，且工程地质条件好，基本不受洪水、山体滑坡等自然 灾害影响。所以本次设计利用原山西达胜泰能源实业有限公司梁家沟煤矿工业场地。 由于原副斜井井下巷道拐弯较多不利于液压支架下放，且副井工业场地距离主井 工业场地较远，管理困难，地面运输不畅。经现场调研，和建设单位协商一致，在主 斜井东南方约 300m 处新掘一个副斜井，此处地形平坦、开阔，可以满足地面生产系统 布置的要求。装备一台单筒绞车，作为重组后矿井下放大件和辅助提升。现主斜井装 备一部带式输送机，带宽 800mm，作为重组后矿井主提升。重组后变为三个井筒，主、 副斜井进风，原回风立井刷大后作专用回风井。三个井筒均可作矿井安全出口。 （2）井田开拓方案 矿井设计开拓方案主要考虑以下原则 1．有完善的采、掘、运输、提升、通风、排水等生产环节。 2．生产系统尽可能简单、实用，生产工艺先进、合理。 3．投产采区布置在井底附近，以缩短建井工期，节省初期基建投资。 4．井下巷道沿煤层布置，掘进速度快，费用低，并能进一步探明煤层的赋存情况。 5．近期与长远相结合，既要考虑眼前利益，又要兼顾长远规划。 基于上述原则，设计提出两个开拓方案，分述如下 方案 1 设计利用原有主斜井，井筒方位角为80，井筒形式为半圆拱，净宽3.8m，净断面 为 10.6m2，作为兼并重组矿井的主提升斜井，井筒斜长318.3m，倾角12～7，装备 带式输送机和检修道，担负矿井的煤炭提升任务，主斜井进入 10 号煤底板后沿其底板掘 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 进至928m 水平，布置井底相关硐室。以井筒方位角沿10 号煤层底板布置矿井运输大巷， 在距井底车场内560m 处，该巷顶部10 号煤层及顶板岩石20m 内布置井底煤仓。 垂直于井底煤仓，基本沿煤层走向南北向沿 10 号煤层底板布置采区运输巷（采区 运输巷进入煤仓上口时，有一段坡度为 16，斜长为 56m 的岩石爬坡段） ，采区回风巷 沿 10 号煤层顶板，与采区运输巷平行距 30m 西侧布置，原采区轨道巷与原采区回风巷 贯通后作采区回风巷使用，新拓采区轨道巷沿 10 号煤层底板，与采区运输巷平行距 30m 东侧布置。在已确定的主斜井东南方约 300m 处新掘一个副斜井，井筒方位角为 8，井筒形式为半圆拱，净宽 3.8m，净断面为 10.6m2，倾角 8，装备单钩串车，担 负矿井的大件下放及辅助提升任务并作为一安全出口。副斜井表土段采用明槽开挖， 钢筋混凝土支护，基岩段采用普通打眼放炮的施工方法。矿井的轨道大巷向西与采区 轨道巷贯通。原回风立井净直径由 3.0m 刷大到 5.0m，净断面 19.63m2，做为设计的专 用回风井，与回风大巷贯通。形成矿井的生产系统。 方案2 设计利用原有主斜井，井筒方位角为 80，井筒形式为半圆拱，净宽 3.8m，净断 面为 10.6m2，作为矿井的主提升斜井，井筒斜长 318.3m，倾角 12～7，装备带式 输送机和检修道，担负矿井的煤炭提升任务， 主斜井进入 10 号煤底板后沿其底板掘进 至 928m 水平，布置井底相关硐室。以井筒方位角沿 10 号煤层底板布置矿井运输大巷， 在距井底车场内 560m 处，该巷顶部 10 号煤层及顶板岩石 20m 内布置井底煤仓。 垂直于井底煤仓，基本沿煤层走向南北向沿 10 号煤层底板布置采区运输巷（采区 运输巷进入煤仓上口时，有一段坡度为 16，斜长为 56m 的岩石爬坡段） ，采区回风巷 沿 10 号煤层顶板，与采区运输巷平行距 30m 西侧布置，采区轨道巷沿 10 号煤层底板， 与采区回风巷平行距 30m 西侧布置。利用原副斜井，井筒方位角为 20，半圆拱形， 净宽 3.6m，倾角 17，装备单钩串车担负矿井的大件下放任务并作为一安全出口。原 回风立井净直径由 3.0m 刷大到 5.0m，净断面 19.63m2，做为专用回风井及安全出口。 与回风大巷沟通。形成矿井的运输、通风系统。 （3）开拓方案比较 1. 开拓方案技术比较 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 2. 开拓方案经济比较 两方案经济比较表 方案 1方案 2 公路投资维持原公路 需重新修约 2.1km 的公路 需 105 万元 井巷工程投资新掘副井 93.28 万元副井修缮 39.6 万元 合计93.28 万元144.6 万元 经上述技术经济比较，方案一优于方案二，故矿井开拓方式推荐方案一。 1.4.31.4.3 井口数目和位置的选择井口数目和位置的选择 山西交口联盛梁家沟煤业有限公司矿井为兼并重组整合矿井，整合后共有 3 个井 筒，分别为主斜井、副斜井和回风立井，它们所处位置在原山西达胜泰能源实业有限 公司梁家沟煤矿工业场地，能够满足兼并重组整合后矿井设计生产能力的需要。 1.4.41.4.4 水平划分及阶段垂高的确定水平划分及阶段垂高的确定 根据推荐方案开拓布置，全井田共划分一个水平开采，水平标高为928m。 1.4.51.4.5 主要运输大巷及总回风道的布置方式和位置选择主要运输大巷及总回风道的布置方式和位置选择 主斜井落底布置井底车场后，继续沿 10 号煤层底板、布置矿井运输大巷至井田中 方案 1方案 2 优 点 1.运输环节少 2.主副井工业场地在一块，容易管理 3.副井工业场地宽阔 副井修缮费用少 缺 点 需新掘副井 1.增加了运输环节。 2.工业场地较分散。 3.副井工业场地狭窄 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 部，大巷布置方向同井筒方位。基本沿煤层走向南北布置采区运输、轨道和回风巷， 采区运输、轨道巷沿 10 号煤层底板布置，采区回风巷沿 10 号煤层顶板布置，并与井 下现有大巷贯通。 1.4.61.4.6 矿井各水平、煤层、上下山和采区的开采顺序，第一水平采区划分和配采关系。矿井各水平、煤层、上下山和采区的开采顺序，第一水平采区划分和配采关系。 采区尺寸的确定取决于地质构造条件，煤层开采技术条件及采区内采煤和运输等 设备。一般来说，采区尺寸大，则采区巷道掘进率低；工作面搬家次数少，工作面单 产和设备利用率高，开采经济；采区服务年限也较长，有利于采区接替；煤炭损失少， 回采率高。但采区尺寸加大又使采区煤炭及输助运输、通风等费用增加，巷道维护时 间延长，维修费用增加，同时供电距离增加，电压降增加，影响工作面机电设备的正 常运转。近年来随着工作面设备技术水平的提高，工作面单产在逐年加大，因此对工 作面长度的要求也趋于加大。 本井田 10 号煤为缓倾斜煤层，设计布置两个采区，根据巷道布置形式及开采方法， 工作面采用倾斜长壁后退式开采法，在同一采区内各工作面开采顺序，由井田边界向 大巷方向推进，分层开采，先采上分层，后采下分层。 1.51.5 井筒井筒位置和确定位置和确定 1.5.11.5.1 井筒用途、布置及装备井筒用途、布置及装备 矿井移交生产时共布置3 个井筒，即主斜井、副斜井和回风立井。 （一）主斜井 主斜井净宽 3.8m，斜长 318.3m，倾角 12～7，净断面 10.6m2，装备一条 800mm 宽普通胶带输送机，担负全矿井的运煤任务。铺设 600mm 轨距 22kg/m 单轨。做 为矿井安全出口，并兼进风井。井筒断面见图 3-5-1、3-5-2。 （二）副斜井 副斜井净宽 3.8m，斜长 187.5m，净断面 10.6m2，倾角 8；铺设 600mm 轨距 30kg/m 单轨，井筒内装备单钩串车下大件并负责矿井的辅助提升。做为矿井的另一安 全出口，为矿井的进风井。井筒断面见图 3-5-3、3-5-4。 （三）回风立井 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 回风立井净直径 5m，垂深 58m，净断面 19.63m2。井筒内设梯子间，担负矿井回风 任务及安全出口。井筒断面见图 3-5-5、3-5-6。 1.5.21.5.2 井筒井壁结构井筒井壁结构 主斜井表土段为钢筋混凝土支护，厚度为 500mm，基岩段为荒料石砌碹，砌碹厚度 为 300mm；副斜井表土段为钢筋混凝土支护，厚度为 500mm，基岩段为荒料石砌碹，砌 碹厚度为 300mm；回风立井井筒井壁表土段采用钢筋混凝土支护，厚度为 500mm，基岩 段采用混凝土支护，浇筑厚度为 350mm。 各井筒特征见表 1-6。 表 1-6 井筒特征表 井筒名称 井筒特征 主斜井副斜井回风立井 经矩Y195423001954243319541350井筒坐标 北京 54 坐 标 纬矩X409249340922554092835 经矩Y19542230.4619542363.4619541280.46井筒坐标 西安 80 坐 标 纬矩X4092444.3944092206.3944092786.394 提升方位角808 井筒倾角12-7890 井口标高m9669721008.69 井底标高m928946950.69 第一水平928水平标高 m最终水平928 井筒深度 或斜长m 最终水平318.3187.558 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 净3.83.85.0井筒直径 或净宽m掘进4.8/4.44.8/4.46/5.7 净10.610.619.625井筒断面 m2掘进16.25/14.216.25/14.228.3/25。5 厚度mm500/300500/300500/350 砌壁 材料 钢筋混凝土/ 荒料石 钢筋混凝土/ 荒料石 钢筋混凝土/ 混凝土 井筒装备胶带、台阶、扶手单钩串车梯子间 备注已有新掘刷大 1.61.6 井底车场及硐室井底车场及硐室 1.6.11.6.1 井底车场形式的选定井底车场形式的选定 根据井田开拓方式，主斜井为主提升井，装设带式输送机，井下巷道中设有各种硐室。 主斜井井底车场见图 3-6-1。 副斜井为辅助提升井。根据开拓巷道布置，井底车场形式为平车场。由于辅助运 输量相对较小，车场形式简单，采用空、重车，高、低道分别运行的调车方式，重车 由井底自动滑行到低道重车线，井上下放的空车、材料车等车辆下放到高道空车存车 线，由调度绞车拉至采掘工作面。详见井底车场平面、剖面、巷道断面及坡度图 3-6- 2。 1.6.21.6.2 井底车场硐室名称及位置井底车场硐室名称及位置 井下硐室在主斜井井底，布置主排水泵房、变电所、井底水仓、管子道、消防 材料库及井底煤仓，在副斜井井底布置调度室、急救室；采区内布置采区变电所。 井底水仓有主、副水仓，长度分别为 110m、80m，容量分别为 770m3、560m3。 井底煤仓的形式为圆形直立式煤仓，煤仓直径 3.Om，有效容量 508t，满足设计规 范要求。煤仓下口设给煤机直接装载煤炭至主斜井胶带输送机上提升至地面。 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 1.6.31.6.3 井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料 井底车场巷道采用半圆拱断面，荒料石砌碹支护，支护厚度 300mm；主水泵房、管 子道及变电所采用半圆拱断面，荒料石砌碹支护，支护厚度 250mm；井底水仓、消防材 料库、采区变电所采用半圆拱断面，混凝土砌碹支护，支护厚度 250mm。 井底车场巷道及材料消耗量见表 1-7。 1-71-7 井底车场巷道及材料消耗量表井底车场巷道及材料消耗量表 断面m2 支护厚度 mm 序 号 工程名称 煤岩 硬度 净设掘 长 度 m 设计 掘进 体积 m3 拱壁 水 沟 长 度 m 铺轨 长度 m 粉刷 面积 m2 支护 材料 1采区变电所3 15． 2 18． 4 40736250250400料石 2主变电所3 15． 2 18． 4 45828250250450料石 3主水泵房3 14． 7 18． 4 20368250250200料石 4 水泵房、变 电所通道 379．330279250250210料石 5消防材料库379．3504652502505050350料石 6管子道4-6 4．3 2 5．8 3 75437.2250250450料石 7井底水仓4-679．319017672502501901901330料石 8进风行人巷3 4．35．8 90524.7250250540料石 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 第二章 矿井通风 2.12.1 通风方式和通风系统通风方式和通风系统 1.通风方式 矿井通风方式为中央分列式，风机工作方法为机械抽出式 2.通风系统 矿井采用主斜井和副斜井进风，回风立井回风，局部通风采用局部通风机，风机 工作方法为压入式的通风系统。 2.2 风井数目、位置、服务范围及服务时间 矿井移交生产及达到设计生产能力时，布置有进风井 2 个，回风井 1 个,即主斜井 和副斜井进风，回风立井回风。 主斜井、副斜井和回风立井均服务于全井田，服务年限 23.7 年，主斜井、副斜井 和回风立井均为矿井的安全出口。 2.3 掘进通风及硐室通风 1.掘进工作面通风 掘进工作面采用局部通风机通风，选用局扇为 YBT-11 型。通风方式采用压入式。 23 9井底煤仓32834．224820.830030 混凝 土 10 调度室、急 救室 3 14． 7 18． 4 10184250250100料石 合计564 6225. 7 240270 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 2.硐室通风 井下硐室除井下消防材料库及采区变电所采用独立通风外，其余均采用新风并联 或扩散通风。 2.4 矿井风量、风压及等积孔计算 （一）矿井总风量 根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局 2009 年颁发的煤矿安全 规程第 103 条规定,矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值 1．按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于 4m3。 Q4NK 式中 N井下同时工作的最多人数,人； 4井下每人每分钟供风标准,m3/min； K矿井通风系数,取 1.20。 则 Q41401.20672m3/min 2．按用风地点实际需要风量的总和计算 Q矿井（∑Q采∑Q掘∑Q硐室∑Q其它）K Q矿井矿井总供风量，m3/min； ∑Q采回采工作面所需风量之和； ∑Q掘掘进工和面所需风量之和； ∑Q硐室独立通风的硐室所需风量之和； ∑Q其它其它用风地点所需风量之和 K矿井通风系数取 1.20。 1）回采工作面实际需要风量 （1）按 CH4涌出量计算 Q采100qk 式中 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 Q采回采工作面实际需要风量，m3/min； q回采工作面的 CH4绝对涌出量，根据矿方提供的数据，计算矿井达产时绝对 CH4涌出量为 1.71m3/min，回采工作面的绝对 CH4涌出量按 70计算为 1.197m3/min； K回采工作面通风系数,取 1.6。 则Q采1001.1971.6191.52m3/min （2）按 CO2涌出量计算 Q采100qK 式中 Q采回采工作面实际需要风量，m3/ min； q回采工作面的绝对 CO2涌出量，根据矿方提供的数据，计算矿井达产时矿井 绝对 CO2涌出量为 3.14m3/min，回采工作面的绝对 CO2涌出量按 70计算为 2.198m3/min； K回采工作面通风系数,取 1.60。 则 Q 采1002.1981.60351.68m3/ min （3）按气象条件计算 以采煤工作面所需基本风量计算，且应低于最高风速 4m/s。 Q采 Q基本K采高K采面长K温 Q基本60BH70V 式中 Q采回采工作面实际需要风量，m3/ min； Q基本回采工作面基本需要风量，m3/ min； K采高回采工作面采高调整系数； K采面长回采工作面长度调整系数； K温回采工作面温度与对应风速调整系数； B回采工作面支架控顶距，m； H回采工作面采高，m； 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 V 回采工作面适宜风速，m/s；取 1.2m/s。 Q基本604.62.5701.2579.6m3/min Q采579.61.51.21.01043m3/min （4）按工作面温度风速计算 Q采60VS 式中 Q采回采工作面实际需要风量，m3/min； V 工作面风速，工作面风速 1.0m/s； S工作面平均断面，11.5 m2。 则 Q 采690 m3/min （5）按人数计算 Q采4N 式中 N──回采工作面同时工作的最多人数，N40 人。 Q采160 m3/min 取上述计算的最大值 Q采1043m3/min （6）按风速验算 按煤矿安全规程规定煤巷、半煤岩巷回采工作面风量应满足 15Sc＜Q采＜240Sc 式中 Sc回采工作面平均断面积，11.5m2 15Sc1511.5172.5m3/min 240Sc24011.52760m3/min 取以上计算的最大值 Q采1043m3/min，符合风速要求。 达产时共布置 1 个回采工作面，故 Q采1043m3/min 备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不得低于 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 采煤工作面实际需要风量的 50。 Q备522m3/min ΣQ采Q采 Q备10435221565m3/min 2）掘进工作面实际需要风量计算 （1）按绝对 CH4涌出量计算 Q掘100qk 式中 Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min； q 掘进工作面的绝对 CH4涌出量，根据矿方提供的数据，计算矿井达产时绝对 CH4涌出量为 1.71m3/min，掘进工作面的绝对 CH4涌出量按 25计算为 0.4275m3/min； K掘进工作面通风系数,取 2.0。 则 Q掘1000.42752.085.5m3/min （2）按 CO2涌出量计算 Q掘100qK 式中 Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min； q 掘进工作面的绝对 CO2涌出量, 根据矿方提供的数据，计算矿井达产时矿井 绝对 CO2涌出量为 3.14m3/min，掘进工作面的绝对 CO2涌出量 25计算为 0.785m3/min； K掘进工作面通风系数,取 2.0。 则 Q掘1000.7852.0157m3/min （3）按炸药量计算 Q掘25A 式中 A掘进工作面一次爆炸最大炸药用量，为 6kg。 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 Q掘256150m3/min （4）按人数计算 Q掘4N 式中 N──掘进工作面同时工作的最多人数，N18 人。 Q掘41872m3/min （5）按局部通风机的实际吸风量计算 Q掘 Q扇I600.25S 式中 Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/ min； Q扇掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/s；YBT-11 型局部通风机吸风量 130-240m3/min，取 240m3/min； I掘进工作面同时通风的局部通风机台数； S 吸风口断面 m2。 Q掘2401600.2510390m3/min （6）按风速验算 按煤矿安全规程规定煤巷、岩巷掘进工作面风量应满足 煤巷掘进600.25Sj＜Q掘＜604.00Sj 式中 Sj掘进工作面的断面积 则 600.25S j 1510150m3/min 604.00S j 240102400m3/min Q掘390m3/min，符合风速要求。 达产时共布置 2 个掘进工作面，故 ΣQ掘2390780m3/min 3）硐室实际需要风量 井下硐室除井下消防材料硐室、采区变电所采用独立通风外，其余均采用新风扩 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 散通风。井下消防材料硐室 120m3/min，采区变电所 120m3/min。 则ΣQ硐 120120240m3/min 4）其它需风量 （1）按绝对 CH4涌出量计算 ΣQ其它133qK 式中 Q其它──其他巷道实际需要风量，m3/ min； q ──其他巷道的绝对 CH4涌出量，根据矿方实测数据计算矿井达产时绝对 CH4涌 出量为 1.71m3/min，其他巷道的绝对 CH4涌出量按 5计算为 0.855m3/min； K──其它巷道通风系数,取 1.1～1.3。 则 ΣQ其它1330.8551.3147.83m3/min，取整为 148m3/min。 （2）按实际用风地点计算 ΣQ其它360m3/min 5）矿井总进风量 Q矿井（∑Q采∑Q掘∑Q硐室∑Q其它）K （1565780240360）1.203534m3/min 58.9m3/s，取整 60m3/s。 综合以上两种方法的计算结果，取最大值则矿井总进风量为 60m3/s。 3.风量分配 矿井总风量按井下各用风地点需风量进行分配，矿井风量分配如下 回采工作面 18m3/s, 备用工作面 9m3/s,每个掘进工作面 7m3/s，掘进工作面共 14m3/s，硐室 4m3/s，其它 15m3/s。 （二）矿井通风风压及等积孔计算 1.负压计算 当风量分配到用风地点后，选择矿井达产时通风最容易和最困难的两个时期通风 阻力最大的风路分别进行阻力计算，其计算公式如下 HaPLQ2/S3 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 式中 H矿井阻力，Pa； L井巷长度，m； a摩擦阻力系数；NS2/m4； P井巷净断面周长，m； Q通过井巷的风量，m3/s； S风流通过巷道的净断面积，m2。 由上式计算结果再加上 15的局部阻力，即为矿井总阻力。通风容易时期负压为 690Pa，困难时期负压为 1625Pa。见表 6-2-1、表 6-2-2 2.等积孔计算 A 1.19 Q h 式中 A等积孔,m2； Q矿井进风量，m3/s； h负压, Pa。 容易时期等积孔 A 大 2.72m2 690 6019 . 1  困难时期等积孔 A 小 1.77m2 1625 6019 . 1  通过计算可见，通风难易程度属容易～中等。 第三章第三章 采区运输设备的选型计算采区运输设备的选型计算 3.1 设计的原始资料 山西煤炭管理干部学院2008届毕业生毕业设计 山西交口梁家沟煤矿有限公司煤矿为梁家沟村办煤矿，位于兼并重组井田的东 南部，现开采 10 号煤层，生产能力 15 万 t/a。 1. 绝对瓦斯涌出量 0.362m3/min，相对瓦斯涌出量 1.043m3/t，该矿为低瓦 斯矿井。 2. 煤层倾角小于 14，属缓倾斜煤层。 3．为低瓦斯矿井，自燃倾向为Ⅱ类，属自燃煤层，煤尘具有爆炸危险性。 4．井田地质构造简单（偏中等） ，水文地质条件简单。 （一）设计中各生产系统情况 1.开拓系统 矿井采用斜井开拓方式，即利用南海沟已开凿的一斜井，作为 300kt/ a 升级改 造后的主斜井，井筒净宽 3.8m，倾角 12-7，至 10 号煤层底板斜长 318.3m，装备一 部胶带输送机，担负矿井煤炭提升、进风任务，铺设单轨，担负矿井辅助提升任务， 设置行人台阶，兼做安全出口；新掘一个斜井作为升级改造后的副斜井，井筒净宽 3.6m，倾角 17，至 10 号煤斜长 120m，装备单钩串车，担负矿井大件设备提升和进 风任务，设行人台阶和扶手，作安全出口；利用原主立井作为升级改造后的专用回风 立井，井筒净直径 3.0m，至 10 号煤垂深 58m，井筒装备梯子间，担负全矿回风任务， 兼做安全出口。 根据井田内可采煤层赋存